方珍珠,王 林,昌李寧,賈后省
(1.國(guó)網(wǎng)能源和豐煤電有限公司 沙吉海煤礦,新疆 塔城 834400;2.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院,河南 焦作 454003)
在礦井生產(chǎn)過程中,工作面的快速接替是礦井實(shí)現(xiàn)高產(chǎn)高效的重要環(huán)節(jié)。而回撤通道作為設(shè)備搬家倒面必經(jīng)通道,在工作面進(jìn)入末采階段后,會(huì)經(jīng)受回采產(chǎn)生的超前支承壓力影響,圍巖變形量和壓力增長(zhǎng)速率顯著,從而發(fā)生頂板破碎、底鼓、片幫等現(xiàn)象[1-4]。特別是在三軟厚煤層等特殊地質(zhì)條件下,由于圍巖及煤體強(qiáng)度較低,回撤通道礦壓顯現(xiàn)更為劇烈。針對(duì)回撤通道受工作面超前采動(dòng)壓力影響問題,呂華文[5]通過數(shù)值模擬方法研究了逐步開挖條件下,回撤通道兩側(cè)煤體的應(yīng)力響應(yīng)特征,發(fā)現(xiàn)回采末期回撤通道兩側(cè)煤柱存在明顯的應(yīng)力轉(zhuǎn)移現(xiàn)象;呂坤等[6]基于現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)和數(shù)值模擬,分析了回撤通道圍巖的變形破壞特征,提出了回撤通道錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù);楊仁樹等[7]研究了基本頂不同斷裂位置和周期來壓步距對(duì)回撤通道的影響,進(jìn)而確定了合理的回撤通道位置;王博楠[8]以通道與工作面貫通后的老頂破壞形式為出發(fā)點(diǎn),研究了回撤通道圍巖變形破壞機(jī)理和應(yīng)力分布規(guī)律,提出了回撤通道圍巖變形控制方法;楊尚等[9]提出回撤通道頂板補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案,建立回撤通道錨固梁結(jié)構(gòu)力學(xué)模型,通過理論計(jì)算分析了錨固梁結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性;王兆會(huì)等[10]提出回撤巷道同老頂斷裂線處于合理的時(shí)空位置關(guān)系是工作面實(shí)現(xiàn)低壓力回撤的關(guān)鍵;卓俊勇等[11]提出了臨斷層預(yù)掘單一回撤通道及回撤通道錨網(wǎng)梯(索)的支護(hù)方案;彭博等[12]分析工作面不同支架的受力曲線,根據(jù)推進(jìn)距離與礦壓顯現(xiàn)的二次函數(shù)關(guān)系式對(duì)回撤通道進(jìn)行支護(hù)參數(shù)優(yōu)化設(shè)計(jì);Tadolini 等[13]通過礦壓監(jiān)測(cè)等手段,探討了預(yù)掘回撤通道中不同支護(hù)系統(tǒng)的巖層控制機(jī)理;劉加旺等[14]通過在工作面收尾階段和設(shè)備回撤過程中對(duì)回撤通道進(jìn)行系統(tǒng)現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè),得到巷道頂板巖層運(yùn)動(dòng)、支架壓力分布和礦壓顯現(xiàn)特征。上述研究得到了回撤通道圍巖應(yīng)力及塑性區(qū)分布特征,但在三軟厚煤層回撤通道留設(shè)方式及穩(wěn)定性控制方面還需進(jìn)一步研究。
以位于新疆和什托洛蓋特大型煤田的沙吉海煤礦為例,目前主采的B10 煤層屬于三軟厚煤層,回撤通道留設(shè)一直是制約礦井生產(chǎn)進(jìn)度及經(jīng)濟(jì)效益的重要問題。以往綜采工作面回撤均需2 個(gè)月時(shí)間,曾采用單回撤通道、雙回撤通道等留設(shè)形式,但回撤通道圍巖支承壓力較大,圍巖變形破壞嚴(yán)重。采前需要對(duì)回撤通道進(jìn)行單體、木垛支護(hù)以及錨索補(bǔ)強(qiáng)和注射馬麗散支護(hù),末采時(shí)對(duì)工作面進(jìn)行掛網(wǎng)支護(hù)。工作面與回撤通道貫通后需對(duì)單體和木垛逐根回收,支護(hù)工藝繁瑣、回撤周期長(zhǎng),回撤期間頂板維護(hù)效果欠佳,嚴(yán)重制約了工程進(jìn)度和頂板安全。
因此,研究三軟厚煤層工作面末采期間回撤通道圍巖破壞特征,確定合理的回撤通道留設(shè)方式并進(jìn)行支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì),對(duì)提高回撤通道穩(wěn)定性,縮短末采和回撤工期,提高礦井經(jīng)濟(jì)效益和安全性具有重要意義。
B10 煤層位于侏羅系西山窯組含煤地層的中段,走向北東-南西向(NE62°/SW242°),傾向南東(SE152°),傾角7°~16°,平均11°。B10 煤層厚度為0.82~8.67 m,平均5.68 m,可采5.38 m,首采區(qū)煤層厚度3.97~7.98 m,平均厚度6.8 m。局部含1~2 層夾矸,與上部B11 煤層間距為19.82~64.16 m,平均26.72 m,與下部B9 煤層間距為0.21~22.28 m,平均6.08 m。屬結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單、全礦井可采(可采指數(shù)100%)穩(wěn)定的厚煤層,變異系數(shù)為0.28。
現(xiàn)準(zhǔn)備在B10 煤層的B1003W03 工作面進(jìn)行回撤通道留設(shè),工作面上、下煤巷現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際揭露煤層平均厚度在6.5~6.8 m 之間,煤層傾角在9°~17°之間,煤層的分層不太明顯,但垂直大角度裂隙和垂直節(jié)理較為發(fā)育。
利用ZKXG30 型鉆孔窺視儀進(jìn)行頂板鉆孔窺視,窺視儀主要由YTJ20-Z 型主機(jī)、YTJ20-S 型攝像頭和支撐圓桿3 部分構(gòu)成。主機(jī)和攝像頭防爆類型均為本質(zhì)安全型(Exhibit)。整套設(shè)備體積小、重量輕、便于井下攜帶。
在B1003W03 離回撤位置較近區(qū)域的運(yùn)輸巷204、219、234、249 m 位置處分別布置1#、2#、3#、4#等4 個(gè)鉆孔,B1003W03 工作面鉆孔位置布置如圖1。
圖1 B1003W03 工作面鉆孔位置布置圖Fig.1 Drilling position layout of B1003W03 coal face
以B1003W03 運(yùn)輸巷處(距巷口204 m 位置處)頂板1#鉆孔窺視圖如圖2??梢钥闯?,巷道頂板圍巖主要為泥巖、粉砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、泥巖、粗砂巖,其中泥巖中間出現(xiàn)煤夾層,即1.65~1.86 m 處出現(xiàn)煤層,且煤層兩側(cè)為泥巖,煤以暗煤為主,煤夾層兩側(cè)的泥巖呈淺灰色,泥質(zhì)結(jié)構(gòu),塊狀構(gòu)造。中部巖體以粉砂巖和砂質(zhì)泥巖為主,鉆孔深部主要以粗砂巖和粉砂質(zhì)泥巖為主;中深部巖體完整性較好。
圖2 B1003W03 運(yùn)輸巷頂板1#鉆孔窺視圖Fig.2 Views of 1# drilling hole in roof of B1003W03 transport roadway
通過對(duì)B1003W03 運(yùn)輸煤巷1#、2#、3#、4#等4 個(gè)鉆孔進(jìn)行巷道頂板窺視,表明頂板復(fù)合特點(diǎn)顯著,頂板巖層組合形式多為泥巖、煤、粉砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、粗砂巖,鉆孔淺部多出現(xiàn)煤夾層現(xiàn)象,且煤層的厚度約為0.10~0.21 m 范圍內(nèi),鉆孔中深部巖層完整性較好,致密性較好。
1)模擬方案選取。數(shù)值模擬模型建立依據(jù)B1003W03 綜放工作面地質(zhì)情況,工作面埋深為250 m 左右,長(zhǎng)約3 140 m,工作面斜長(zhǎng)230 m(含上、下煤巷寬度)。開采B10 煤層,B10 煤層為緩傾斜煤層,平均厚度6.7 m,平均11°。不同回撤通道模型如圖3。在分析計(jì)算過程中分別采用2 種方案:①方案A(圖3(a)):在模擬預(yù)掘單回撤通道時(shí),即工作面遠(yuǎn)離停采線時(shí),在停采線附近預(yù)先挖掘1 條回撤通道,待工作面回采至回撤通道時(shí)與液壓支架本身空間共同構(gòu)成回撤空間;②方案B(圖3(b)):為自掘回撤通道,即在采煤機(jī)推進(jìn)至停采線時(shí),采用采煤機(jī)割煤形成設(shè)備回撤空間。分別模擬2 種布置方案下回撤通道周圍應(yīng)力場(chǎng)及塑性區(qū)分布。
圖3 不同回撤通道模型Fig.3 Models of different withdrawal channels
2)邊界條件。根據(jù)采礦工程實(shí)踐經(jīng)驗(yàn),模型四周和底面施加位移邊界約束,頂面為自由邊界,上表面施加模型上覆巖層對(duì)應(yīng)應(yīng)力5.25 MPa。
3)模型建立。根據(jù)B1003W03 綜放工作面回撤通道附近的地質(zhì)資料以及鉆孔窺視成果建立整體模型如圖4,再分別根據(jù)方案A 和方案B 研究末采階段回撤通道的破壞情況,通過分步開挖模擬工作面的推進(jìn)過程。模型尺寸大小為400 m×130 m,單元體數(shù)量33 548,節(jié)點(diǎn)數(shù)量68 446 網(wǎng)格節(jié)點(diǎn),模型采用Mohr-Coulomb 準(zhǔn)則。數(shù)值模擬模型各巖層巖石物理力學(xué)參數(shù)根據(jù)巖石力學(xué)性質(zhì)測(cè)試和頂板巖層結(jié)構(gòu)窺視結(jié)果,具體模型各層的物理力學(xué)參數(shù)見表1。
表1 模型各層的物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of each layer of the model
3.2.1 單回撤通道布置形式下回撤空間應(yīng)力分布
當(dāng)采取單回撤通道布置形式時(shí),回撤空間圍巖應(yīng)力分布與演化如圖4 和圖5。
圖4 單回撤通道布置形式下回撤空間圍巖垂直應(yīng)力分布云圖Fig.4 Cloud diagrams of vertical stress distribution of surrounding rock in withdrawal space
圖5 單回撤通道布置形式下回撤空間圍巖垂直應(yīng)力分布曲線圖Fig.5 Vertical stress distribution curves of surrounding rock in withdrawal space
可以看出,單回撤通道掘進(jìn)后,回撤通道兩側(cè)及中間煤柱支承壓力明顯增大,支承壓力峰值由原巖應(yīng)力6.25 MPa 增大為9.5 MPa 左右,支承壓力系數(shù)為1.52。當(dāng)工作面與回撤通道距離為50 m 時(shí),在工作面煤壁前方3 m 左右位置出現(xiàn)的工作面超前支承壓力峰值約為27 MPa。受工作面采動(dòng)影響,回撤通道兩側(cè)支承壓力均有明顯升高,且由于應(yīng)力疊加,回撤通道采煤幫支承壓力高于煤柱幫。當(dāng)距離為20 m 時(shí),在工作面煤壁前方5 m 左右位置出現(xiàn)的工作面超前支承壓力峰值約為28 MPa,支承壓力系數(shù)達(dá)到4.48,回撤通道兩幫支承壓力也進(jìn)一步增強(qiáng)。當(dāng)距離為10 m 時(shí),由于工作面超前支承壓力與回撤通道應(yīng)力疊加顯著,在工作面煤壁前方5 m 左右位置出現(xiàn)的工作面超前支承壓力峰值即為回撤通道采煤幫支承壓力峰值點(diǎn),約為33 MPa,支承壓力系數(shù)達(dá)到5.28。煤柱幫支承壓力峰值由18 MPa 增加為22 MPa。當(dāng)距離為5 m 時(shí),工作面前方支承壓力有所減弱,其峰值由33 MPa 降低為27 MPa。但煤柱幫支承壓力峰值略有增加,約為25 MPa。當(dāng)工作面與回撤通道距貫通時(shí),由于工作面頂板垮落,采煤幫支承壓力出現(xiàn)運(yùn)移情況,而煤柱幫支承壓力峰值繼續(xù)增大,由25 MPa 增大為27 MPa 左右,支承壓力系數(shù)達(dá)到4.32。
3.2.2 自掘回撤通道布置形式下回撤空間應(yīng)力分布
在采取自掘回撤通道時(shí),自掘回撤通道布置形式下工作面前方垂直應(yīng)力云圖和垂直應(yīng)力曲線如圖6。
圖6 自掘回撤通道布置形式下工作面前方垂直應(yīng)力云圖和垂直應(yīng)力曲線Fig.6 Vertical stress nephogram and vertical stress curve in front of the working face under the layout of self excavation withdrawal channel
由圖6 可知,自掘回撤通道時(shí)回撤通道右側(cè)幫部出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象,支承應(yīng)力峰值為28 MPa 左右,峰值位置距離煤壁約為4 m,支承應(yīng)力系數(shù)達(dá)到4.48,小于單回撤通道布置形式下支承應(yīng)力峰值。比較圖6(b)和圖5(f)可知,單回撤通道布置形式下,工作面與回撤通道貫通時(shí)回撤通道前方支承壓力呈馬鞍形,說明該部分圍巖已進(jìn)入塑性破壞狀態(tài)。
3.3.1 單回撤通道布置回撤通道圍巖破壞特征
當(dāng)采取單回撤通道布置形式時(shí),隨工作面推進(jìn),回撤通道圍巖塑性破壞區(qū)范圍逐漸增加。單回撤通道布置形式下回撤空間圍巖破壞特征如圖7。
圖7 單回撤通道布置形式下回撤空間圍巖破壞特征Fig.7 Failure characteristics of surrounding rock in withdrawal space under the layout of single withdrawal channel
由圖7 可知,回撤通道掘進(jìn)后,回撤通道只是在周邊圍巖發(fā)生松動(dòng),頂板塑性破壞深度為1.5 m,底板塑性破壞深度為1.0 m,幫部塑性破壞深度為1.0 m,其破壞初期成對(duì)稱分布特征。工作面與回撤通道距離為50 m 時(shí),回撤通道圍巖塑性破壞區(qū)范圍在工作面的動(dòng)壓影響下產(chǎn)生擴(kuò)展現(xiàn)象,不過此時(shí)工作面與回撤通道距離為50 m,工作面對(duì)回撤通道的動(dòng)壓作用很小或者動(dòng)壓剛剛產(chǎn)生作用,因此回撤通道圍巖塑性破壞區(qū)范圍產(chǎn)生的擴(kuò)展現(xiàn)象并不大。當(dāng)工作面與回撤通道距離為20 m 時(shí),受工作面采動(dòng)影響,回撤通道的圍巖塑性破壞區(qū)范圍有了較大擴(kuò)展,回撤通道圍巖塑性破壞區(qū)范圍具體為頂板塑性破壞深度為3.0 m,左幫塑性破壞深度為2.5 m,右?guī)退苄云茐纳疃葹?.0 m,塑性破壞分布形態(tài)整體上呈現(xiàn)出非對(duì)稱特征。在工作面與回撤通道距離為10 m時(shí),回撤通道左幫塑性區(qū)已與工作面前方采動(dòng)塑性區(qū)發(fā)生連通。當(dāng)工作面與回撤通道距貫通時(shí),回撤通道頂板塑性破壞深度急劇增大,右?guī)退苄詤^(qū)范圍達(dá)5.0 m。
3.3.2 自掘回撤通道布置回撤通道圍巖破壞特征
在采取自掘回撤通道時(shí),回撤通道圍巖破壞特征如圖8。
圖8 自掘回撤通道布置形式下巷道圍巖破壞特征Fig.8 Failure characteristics of roadway surrounding rock under the layout of self excavation withdrawal channel
由圖8 可知,由于該布置形式下,回撤通道不需提前開掘,不受工作面連續(xù)回采造成的累計(jì)損傷影響,因此塑性區(qū)范圍明顯小于預(yù)掘單回撤通道情況下,工作面前方塑性區(qū)范圍約為3.5 m。
由以上分析可知,自掘回撤通道布置形式下回撤通道圍巖塑性區(qū)特征要明顯優(yōu)于預(yù)掘單回撤通道,因此在留設(shè)時(shí),采用自掘回撤通道的布置形式。
回撤空間需經(jīng)歷劇烈采動(dòng)影響,相比工作面兩側(cè)回采巷道,頂板破裂深度較大,結(jié)合現(xiàn)有錨桿(索)支護(hù)材料的支護(hù)特點(diǎn),合理的頂板控制方式,應(yīng)是對(duì)不同層位頂板進(jìn)行針對(duì)性控制,杜絕回撤空間冒頂,控制圍巖變形,降低巷道支護(hù)維護(hù)成本,提高成巷速度。
淺部層位頂板的控制主要是控制由于淺部頂板危巖的變形破碎所發(fā)生的危巖墜落和漏頂,主要采用高密度普通錨桿支護(hù)體系,同時(shí)添加輔助材料,錨桿長(zhǎng)度應(yīng)大于破碎巖塊的高度。因回撤空間頂板礦壓顯現(xiàn)劇烈,頂板自穩(wěn)能力較差,而中部層位頂板控制是回撤空間頂板層次控制的核心,故應(yīng)充分發(fā)揮錨桿與頂板圍巖共同形成的“錨固體巖梁”作用,要盡可能使用頂板圍巖的自然支撐。由于回撤空間的頂板形成在成巷后不久,此時(shí)頂板穩(wěn)定性較差,淺部圍巖發(fā)生破壞,故普通長(zhǎng)度錨桿難以使用,應(yīng)采用以中長(zhǎng)度錨索為主的保護(hù)形式,充分利用錨索保護(hù)力穩(wěn)定、延伸性能優(yōu)良的特點(diǎn),使中部層位頂板得到強(qiáng)化。
為防止深部層位頂板大范圍坍塌,因此需要足夠的支護(hù)力和錨固范圍,故主要采用大直徑長(zhǎng)錨索進(jìn)行控制,錨索的長(zhǎng)度保證了錨索具有較大的延伸長(zhǎng)度,足夠的支護(hù)力也對(duì)錨固體巖梁進(jìn)行了二次強(qiáng)化,根據(jù)懸吊理論,要防止深部層位頂板大范圍垮塌,需滿足以下條件:
式中:l 為長(zhǎng)錨索的有效長(zhǎng)度,m;a 為巷道半寬,m;H 為巷道高度,m;θf為巖(煤)體的內(nèi)摩擦角,(°);k 為安全系數(shù);f 為巖石堅(jiān)固性系數(shù)。
因此形成了1 種以中長(zhǎng)錨索為主導(dǎo)的回撤空間頂板層次控制方法:輔助支護(hù)材料防止頂板淺部巖塊墜落,高密度普通長(zhǎng)度錨桿控制淺部頂板巖塊冒落和局部漏頂;中長(zhǎng)錨索加強(qiáng)了中部層位頂板,保證了錨固體巖梁的穩(wěn)定性,并防止了頂板大塊度冒頂;長(zhǎng)錨索控制了深部層次頂板的大范圍不穩(wěn)定坍塌,同時(shí)使錨固體巖梁二次強(qiáng)化;圍巖劣化地段支設(shè)單體液壓支柱等被動(dòng)支護(hù)形成回撤空間頂板安全的再次保障。
根據(jù)B1003W03 工作面現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況,采用回撤空間頂板層次控制方法對(duì)回撤通道進(jìn)行支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)。回撤空間支護(hù)設(shè)計(jì)圖如圖9。
圖11 回撤空間支護(hù)設(shè)計(jì)圖Fig.11 Support design drawing of withdrawal space
回撤通道寬度為5.5 m,高度為3.7 m,內(nèi)摩擦角θf和巖石堅(jiān)固性系數(shù)f 根據(jù)頂板泥巖實(shí)測(cè)值分別取15.6°和1.9,安全系數(shù)k 取2,根據(jù)式(1)可得到長(zhǎng)錨索有效長(zhǎng)度l≥5.85m,結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)情況長(zhǎng)錨索取9 300 mm 和8 300 mm 2 種長(zhǎng)度規(guī)格,具體應(yīng)用如下:
1)回撤空間頂板采用層次控制,頂錨桿均采用φ22 mm×2 500 mm 螺紋鋼錨桿,頂錨索分別采用φ21.8 mm×9 300 mm、φ21.8 mm×8 300 mm、φ21.8 mm×5 300 mm3 種規(guī)格。錨固劑均采用K2860 樹脂錨固劑錨固,錨索預(yù)緊力不得小于150 kN,抗拔力不得小于200 kN,錨索外露不得大于250 mm,每根錨索裝2 個(gè)K2860 樹脂錨固劑錨固。
2)回撤空間上下兩端頭、抹角區(qū)域等跨度較大區(qū)域,適當(dāng)采用規(guī)格為φ21.8 mm×9 300 mm 的長(zhǎng)錨索。回撤空間第1 排和第7 排布置中長(zhǎng)錨索,規(guī)格皆為φ21.8 mm×5 300 mm,間排距為800×800 mm;第2、第4、第6 排全部使用錨桿,規(guī)格為φ22 mm×2 500 mm,間排距為800×800 mm;第3、第5 排使用長(zhǎng)錨索,規(guī)格皆為φ21.8 mm×8 300 mm,間排距為800 mm×800 mm。
在回撤通道內(nèi)設(shè)置表面位移測(cè)點(diǎn),進(jìn)行巷道斷面頂?shù)装灞砻嫖灰朴^測(cè),選取有代表性的測(cè)站進(jìn)行分析,監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)如圖10。
圖10 回撤通道頂?shù)装逡平縁ig.10 Approach amount of top and bottom plate of retraction channel
根據(jù)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)分析,回撤巷道頂?shù)装逡平枯^小,巷道相對(duì)比較穩(wěn)定,說明提出的支護(hù)方式對(duì)圍巖起到了加固與強(qiáng)化作用,很好地控制了圍巖變形,為工作面的安全回撤提供了安全保障。
1)獲得了B1003W03 工作面頂板巖層結(jié)構(gòu)特征,頂板巖層組合形式多為泥巖、煤、粉砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、粗砂巖,鉆孔淺部多出現(xiàn)煤夾層現(xiàn)象,且煤層的厚度約為0.10~0.21 m 范圍內(nèi),鉆孔中深部巖層完整性較好,致密性較好。
2)對(duì)比分析了末采期間回撤通道周邊的應(yīng)力分布特征及塑性區(qū)演化規(guī)律。相較于單回撤通道布置形式下,自掘回撤通道形式下的回撤空間圍巖支承應(yīng)力分布及圍巖塑性破壞范圍均得到改善,支承應(yīng)力峰值由33 MPa 降低為28 MPa,塑性區(qū)范圍由5 m 減小為3.5 m。
3)提出了回撤空間大破裂深度頂板層次控制原理,形成了以中長(zhǎng)錨索為主導(dǎo)的回撤空間頂板層次控制方法,對(duì)淺部-中部-深部層位頂板進(jìn)行有效針對(duì)性控制。
4)根據(jù)B1003W03 工作面現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況,采用回撤空間頂板層次控制方法對(duì)回撤通道進(jìn)行支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)。監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明回撤通道得到有效控制,支護(hù)效果良好。